GEOMECANICA APLICADA AL DIMENSIONADO DEL METODO DE MINADO POR SUB LEVEL STOPING
Roberto Cabrera Ing. de Minas e‐mail : mail :
[email protected]
Antonio Antonio Samaniego
Dr. Ing. Minas
e‐mail : mail :
[email protected]
Osvaldo Aduvire Osvaldo Aduvire
Dr. Ing. de Minas
e‐mail : mail :
[email protected]
SVS Ingenieros – SRK SRK Consulting Consulting MASyS G‐10, (Per (Perú ú)
5ª Jor Jornada nada Ibe Iberoame roameric rica ana técnico técnico--científic científica a Red MAS MASyS yS 20 201 122-1 1 Ouro Pre Preto to – Brasil
INDICE 1. Intr Introd oduc ucci ción ón 2. Obje Objeti tivo voss 3. Modelo Geomecánico 4. Dimens Dimension ionami amien ento to y análisis de estabilidad 5. Mo Mode dela lami mien ento to numérico 6. Conc Conclu lusio sione ness
1.0 •
INTRODUCCION
Un adecuado dimensionamiento de tajeos por el método de explotación sub level stoping, permite alcanzar: Alta productividad Bajos costos de explotación Alto grado de seguridad.
•
y
El presente trabajo provee una metodología de diseño geomecánico para la explotación subterránea por el método sub level stoping, mediante la aplicación de criterios empíricos y numéricos, cuyos objetivos principales son: Determinar
las dimensiones óptimas de las cámaras de tajeos, pilares y puentes de explotación. Realizar una explotación estable y segura.
Proyecto Minero – Mina San José ubicado en el
estado de Oaxaca, México. – Explotación de un yacimiento de vetas de mineral de plata y oro.
2.0
MODELO GEOMECANICO
GEOLOGIA •
Los tipos litológicos son de origen volcánico, constan predominantemente de derrames lávicos de naturaleza andesítica, denominados Flujos Andesíticos Porfiríticos
ESTRUCTURAS SET PAF 30 78/349 (familia 1) y 77/068 (familia 2).
SET PAF 40
PAF 40
PAF 30
44/304 (familia 1), 83/156 (familia 2) y 83/113 (familia 3).
Modelo estructural formado por fallas normales que buzan con más de 80º hacia el Este, que coinciden con el alineamiento de las vetas. •Los planos de las discontinuiades tienen
superficies: •Onduladas rugosas a planas rugosas. •Relleno de capas delgadas de arcilla menor a 1 mm •Sana a ligeramente meteorizadas.
Planos principales de discontinuiades
80°
ROCA INTACTA Y MACIZO ROCOSO •
Los resultados obtenidos en los diferentes ensayos de laboratorio fueron realizados para tipos litológicos denominados PAF 30 y PAF 40. Los resultados se resumen en los siguientes cuadros. Propiedades Físicas, Mecánicas y de Resistencia de Roca Intacta Tipo
c
γ
c
Propiedades del Macizo Rocos o
t
Litolog.
(kN/m3)
PAF30
25.60
54.10
10.77
95.72
15.44
PAF40
25.60
53.53
14.62
82.12
12.32
(MPa) (MPa) (MPa)
Propiedades Elásticas y de Deformación de Roca Intacta Tipo
E
Litolog.
(GPa)
PAF30
23.13
0.18
26.24
PAF40
16.57
0.24
21.42
ν
mi
Item
PAF30
PAF40
Mineral
M. Young MPa)
9014
12996
12996
Cohesión (MPa)
2.81
3.49
3.49
Ang. fricción (°)
50.7
53.9
53.9
mb
4.35
7.49
7.49
s
0.0129
0.0384
0.0384
a
0.501
0.501
0.501
3.0 DOMINIOS ESTRUCTURALES •
En función a la estructura geológica, grado de fracturamiento, y propiedades de las rocas intactas, el macizo rocoso del sector Centro se ha divido en tres dominios estructurales que corresponden a los tipos litológicos PAF 30, PAF 40 y la estructura mineralizada. Resumen de los Indices de Calidad del Macizo Rocoso Dominios Estructur ales
PAF 30
PAF 40
Mineral
Zona
Indices de Calidad de Macizo Rocoso RQD
RMR
Q’
GSI
B-CT
75
68
12.5
60-70
B-CP
80
69
13.3
65-70
B-CT B-CP, TCT
85
65
7.08
55-60
60
63
15
70-75
T-CP
60
65
15
75-80
VT
70
68
11.7
75-80
VB
75
68
12.5
75-80
MODELO GEOMECÁNICO Esquema del Modelo Geomecánico
YACIMIENTO VETIFORME EMPLAZADO EN ROCAS VOLCANICAS. NO SE HA DETECTADO AGUA IN SITU ROCA INTRUSIVA (PORFIDO ANDESITICO DE REGULAR A BUENA CALIDAD GEOTÉCNICA VETA MINERALIZADA CONTROLADA ESTRUCTURALMENTE POR FALLAS DE DISPOSICIÓN SUB‐ VERTICAL, DE REGULAR CALIDAD GEOTECNICA ZONA DE CIZALLE EN LA CAJA TECHO Y CAJA PISO. ZONA DE MALA CALIDAD GEOTÉCNICA
4.0 DIMENSIONAMIENTO Y ANALISIS DE ESTABILIDAD •
De acuerdo a la clasificación de métodos de explotación de David E. Nicholas (1981), los métodos de minado más apropiados para el yacimiento San José son: – Método de explotación por sub level stoping – Método de corte y relleno ascendente • En el presente trabajo se realizarán los análisis de estabilidad
y dimensionamiento de tajeos para potencias de mineral de 20 m mediante el método de explotación Sub level Stoping, caso típico del Sector Centro.
CONSIDERACIONES DEL METODO SUB LEVEL STOPING • Paredes de excavación estable
durante la extracción
• Cavidades explotadas sin o con
relleno.
• Acceso de rampas entre
subniveles.
• Dimensiones de tajeos que
permitan flexibilidad operacional.
•
La explotación no considera el ingreso de personal o equipos a los tajeos.
DIMENSIONAMIENTO DE CAMARAS A U M E N T O D D E E P F A R L L O B A A B I L I D A D
• Método Gráfico
de Estabilidad introducido por Mathews (1980), versión más reciente, actualizado por C. Mawdesley y R. Trueman (2000).
N = Q’ x A x B x C Q’: Rock Tunnelling Quality Index de Barton (1974) SRF=1 A: Factor de condición de esfuerzos B: Factor de orientación de estructuras C: Factor de componente gravitacional
ESTABILIDAD DE TAJEOS METODO MATHEWS Proyecto: Estudio Geomecanico de Metodo de Minado Mina San José - Cía Minera Cuzcatlan Zona: Nv 930 - Veta Bonanza
Usuario: Roberto Cabrera Fecha: 20/12/2009
DATOS DE ENTRADA Esfuerzos y tensiones Profundidad (m) Peso específicio (KN/m3) Esfuerzo vertical (Mpa) Constante K Esfuerzo horizontal (Mpa) Geometr ía de T ajeo (m) Ancho (m) Altura (m) Longitud (m) Modo d e Falla
Tipo de roca RQD (%) Número de familias dis Indice Q' Resist. compres. (Mpa)
615 25.42 15.63 0.49 8
Tajeo Angulo Buz (°) Direcc. Buz (°) Junta Principal Angulo Buz (°) Direcc. Buz (°)
20 30 35 Gravit.
CT CP 78 68 3 3 12.9 12.9 89 89
M 73 3 12.1 100
80 0 80 0
DATOS DE SALIDA Pared Pared lateral 1 Pared lateral 2 Caja Piso Caja Techo Techo
A
B
C
RH
N'
Prob. Falla
Grad. Estab
1.00
1
8
6.00
96.80
0.00%
Estable
1.00
1
8
6.00
96.80
0.00%
Estable
0.47
0.3
8
8.08
14.59
2.00%
Estable
0.47
0.3
6.78
8.08
12.37
5.00%
Estable
1
1
1.11
6.36
13.39
0.00%
Estable
CALCULO METODO GRAFICO DE MATHEWS Major Failure Isoprobability Contours 1000
100
N , s r e b m u n y t i l i b a t S
Pared lateral 2 1
Caja Piso Techo Caja Techo
10
1
Pared lateral 1 Pared lateral 2 Caja Piso Caja Techo Techo
0.1 1
10 Shape Factor S, or Hydraulic Radios (in meters)
100
Condición estable con probabilidad de falla de 5% a 10% en todos los casos Nº
Ancho
Altura
Largo
RH Pared
(m)
N´
(m)
(m)
(m)
1
20
40
30
Caja Techo
8.57
14.90
2
20
30
35
Caja Techo
8.08
12.37
3
20
20
50
Caja Techo
7 14
9 86
DIMENSIONAMIENTO DE PILAR PUENTE Para la determinación del espesor del pilar entre niveles de mina se empleó el método de Carter.
•Sc o “Maximum Scaled Span”, factor representativo de la calidad del macizo rocoso expresada a través del parámetro Q´de Barton y
•Cs o “Scaled Crown Pillar Span”, factor representativo de la condición geométrica y fábrica de la roca. La condición de inestabilidad se presenta cuando Cs es mayor a Sc. Q = Rock Quality (1974) S = luz de la placa (puente) L = largo de la placa T = espesor de la placa γ = gravedad específica θ = manteo de discont. princ.
Espesor d e Placa (Pilar Puente) - Sector Cen tro - Factor Segu ridad 1.2 PROYECTO SAN J OSE 30
Anch o de Placa (m)
25
8
10
12
15
18
20
25
28
20
) m (
a c a l P e 15 d r o s e p s E
10
30 5
0 10
20
30
40
50
Longi tud de Placa (m)
Espesor de puente – Sector Centro
60
70
DIMENSIONAMIENTO DE PILARES •El diseño de pilares basado en su resistencia, requiere una estimación del campo de
esfuerzos actuando sobre el pilar y una estimación de la resistencia del pilar. fs
Sp
p
sp = Campo de esfuerzos que actuán sobre el pilar sp = Resistencia del pilar f s = Factor de seguridad de diseño
•Utilizando el método empírico de Obert y Duvall se estima el campo de esfuerzos
inducidos actuando sobre el pilar, a partir del cual, es posible calcular la presión normal de roca en los pilares tipo costilla en estructuras mineralizadas inclinadas (Prakash R. Sheorey). p
wo (cos 2 m.sen 2 ) . z 1 wp
Wo es el ancho de la cámara o longitud de pilar, Wp el ancho del pilar, z la altura de columna litostática, γ la densidad del material, m es igual a la constante k de los esfuerzos in situ y es el ángulo de buzamiento de la estructura mineralizada.
p
z
W o mz
W p
Esfuerzos sobre un pilar Inclinado (P. R. Sheorey)
•Para el cálculo de la resistencia de pilares mineros se utilizó la metodología de Lunder y
Pakalnis (1997). •Relaciona el ratio del pilar (ancho/altura) y resistencia del macizo rocoso, e introduce el
criterio de confinamiento que combina dos aproximaciones para desarrollar una resistencia hídrida, la “fricción del pilar” (K) y las constantes empíricas de resistencia (C1 y C2).
Sp K c (C 1 C 2k )
Donde, Sp = Resistencia del pilar sc = Resistencia Compresiva uniaxial K = Factor de resistencia debido a fricción C1, C2 = Constantes empíricas de masa rocosa
•El confinamiento promedio del pilar Cpav está dado por la siguiente expresión: 1.4
C pav
w/ h w 0.46log( 0.75) h
k tan a cos 1 C pav / 1 C pav
Ábaco de resultados.
‐Alturas de pilar Hp (ancho de minado) ‐Anchos de cámara Wo (longitud de cámara).
Resumen Dimensionamiento de Tajeos de Explotación Resultado de Dimensionamiento de Pilares Costilla Dimensiones Cámaras An ch o (m)
Al tur a (m)
Largo (m)
20
40
30
20
30
20
20
Pilares Anc ho Wp (m)
Resultado de Dimensionamiento de Puentes
Estabilidad
Dimensiones de Puentes
Estabilidad
F.S. = 1.2
An cho (m)
Largo (m)
9
Estable
20
30
10.3
Estable
35
11
Estable
20
35
11
Estable
50
13.2
Estable
20
50
12.3
Estable
Espesor puente (m)
F.S.=1.2
5.0
ANALISIS DE ESFUERZOS Y DEFORMACIONES
Como un complemento a la metodología empírica utilizada, se realizó el análisis de esfuerzos y deformaciones a través de los programas Phase2 y Examine 3D. Los criterios de diseño consistieron en generar cámaras de explotación autosoportadas para el método sub level stoping. Los resultados obtenidos muestran factores de resistencia por encima de la unidad en los casos simulados. Las deformaciones máximas alcanzadas en las paredes colgantes, yacentes y techo están en el orden de 0.1 a 0.2 %, indicando niveles de daños menores según la clasificación de Beck (2005).
MODELAMIENTO CON EL PROGRAMA PHASES2
Análisis numérico de estabilidad 20 m de ancho, 30 m de altura y 35 m de largo
Isocontornos de factores de resistencia
Mineral Caja Techo
PAF 40 Tajeo
PAF 30
Caja Piso
Modelo del yacimiento para diferentes etapas de excavación
Desplazamiento Máximo de 4.72 cm
MODELAMIENTO CON EL PROGRAMA EXAMINE 3D
Factores de resistencia de 1.2 en las paredes de las cámaras y techos de cámaras
Factores de resistencia de 1.2 en los pilares y puentes
Factores de resistencia de 1.2 en las paredes de las cámaras (F.S<1 sitios puntuales del techo)
Máximo desplazamiento de 1.5 cm en el techo y paredes
6.0 CONCLUSIONES •
El método sub level stoping es apropiado para cuerpos mineralizados subverticales y potentes, paredes de rocas encajonantes estables, accesos de rampas entre subniveles y dimensiones de tajeos que permitan flexibilidad operacional.
•
Los potenciales mecanismos de inestabilidad que pueden presentarse en los tajeos abiertos, pueden ser controlados manteniendo un radio hidráulico (área/perímetro) adecuado que permita que el macizo rocoso de las cajas del tajeo se autosoporte.
•
El método considera el uso de relleno no como condicionante del ciclo de minado, sino al final del proceso de minado para la recuperación de pilares, y maximizar la recuperación del mineral, sin exponer a grandes cavidades inestables al personal.
Muchas gracias 5ª Jornada Iberoamericana técnico-científica MASyS 2012-1 Ouro Preto
Brasil
